Добавил:
Опубликованный материал нарушает ваши авторские права? Сообщите нам.
Вуз: Предмет: Файл:

книги из ГПНТБ / Квитко, М. П. Кислородно-конвертерный процесс

.pdf
Скачиваний:
17
Добавлен:
22.10.2023
Размер:
15.27 Mб
Скачать

В начале продувки для создания пенистых шлаков и условий преимущественной дефосфорации кинетическое воздействие струи кислорода и пылевидной извести на металл должно быть по воз­ можности слабым. Для получения в конце продувки высоких ско­ ростей окисления углерода желательно, наоборот, наиболее силь­ ное кинетическое воздействие струи на ванну. Для усиления перемешивания ванны в конце продувки и достижения макси­ мальной дефосфорации нужны те лее условия.

При использовании одно- и двухканальных фурм изменять степень кинетического воздействия струи на ванну практически можно только изменением расстояния от сопла до металла. Однако недостаточно точное регулирование положения фурмы приводит к выбросам переокисленного шлака или к выносу металла из полости конвертера, получению неактивных шлаков и прогару головок фурм.

По мнению специалистов фирмы «Арбед», оптимальной яв­ ляется конструкция с регулируемым рассеиванием кислорода (рис. 85). Струя, вытекающая из такого сопла, представляет собой конус, которому вторичный поток кислорода, проходящий через сопла малого диаметра, придает вращательное движение. Вели­ чина конуса, а следовательно, и кинетическое воздействие струи на ванну, определяются расходом вторичного кислорода. Изме­ нением этого расхода можно обеспечить быструю дефосфорацию металла при умеренных скоростях обезуглероживания. Продувка металла при использовании фурмы такой конструкции проходит спокойно, без выбросов, с высоким выходом жидкого металла. Стойкость фурм достаточно высока. Особенно интересно отметить, что применение таких фурм позволяет регулировать в определен­ ных пределах пенообразование первичных шлаков. Однако такие фурмы пока еще не нашли широкого применения; по-видимому, это обусловлено сложностью изготовления.

В конвертерных цехах, работающих на фосфористом чугуне с использованием пылевидной извести, выплавляют как правило, низкоуглеродистые стали. Продувку ведут до содержания угле­ рода около 0,04-—0,05%. Так, на заводе в Денене [76] выпускают сталь со средним содержанием углерода 0,06%. Технология плавки стали в 50-т конвертерах следующая. После окончания предыду­ щей плавки в конвертер подают лом (до 75 кг на 1 т стали) и зали­ вают чугун. Продувку в первом периоде плавки ведут до содержа­ ния углерода около 0,7—1 ,0 %; содержание фосфора в ванне при этом составляет 0,15—0,20% при исходном содержании его в чу­ гуне 1,8%. Пылевидную известь подают через 20—30 с после на­ чала продувки. В течение первого периода расходуется примерно 2/ 3 общего количества кислорода и извести. Шлак первой фазы продувки скачивают, и продувку продолжают до полного окисле­ ния углерода. Если первичный шлак удаляется плохо (например, вследствие недостаточной окисленности), то осуществляют до­ полнительную продувку и дополнительно скачивают шлак.

222

Для охлаждения металла во второй фазе продувки применяют высококачественную железную руду, присаживаемую непрерывно по ходу продувки. Расход кислорода в течение плавки состав­ ляет 100—140 м3/мин при диаметре выходного отверстия сопла

80мм.

После окончания плавки металл сливают в сталеразливочный

ковш, а шлак оставляют в конвертере для заливки на него чугуна последующей плавки. Такая технология с небольшими измене­ ниями, выражающимися в методике охлаждения, характерна для конвертерных цехов Бельгии, Франции и ФРГ. На заводе фирмы «Еш-Бельвиль» в Диллингене для охлаждения применяют желез­ ную руду, вводимую в конвертеры (всего два конвертера на 30 т) непрерывно при помощи вибрационных желобов. Расход кисло­ рода составляет 50—80 м3/мин. Используются фурмы с цилиндри­ ческим соплом диаметром 55 мм. Всю известь подают в струе кислорода.

Кислородно-конвертерный цех в Дюделянже оборудован двумя конвертерами тюльпанообразной формы емкостью по 50 т. Цех выплавляет низкоуглеродистую сталь для глубокой вытяжки и небольшое количество углеродистой стали, содержащей до 0,40% С. Технология выплавки практически не отличается от описанной выше. Следует обратить внимание лишь на два момента. Для охлаждения плавок используют в основном стальной лом, его присаживают не только перед сливом чугуна, но и после ска­ чивания первичного шлака. Это позволяет более точно регулиро­ вать температуру выпуска металла и температурный режим всей плавки, но приводит к увеличению длительности, так как затрачи­ вается время на вторую завалку лома (руду подают но ходу про­ дувки).

Следующая особенность заключается в том, что для дезакти­ вации конечного шлака, остающегося в конвертере, и устране­ ния выбросов при заливке чугуна на шлак перед сливом подают чугунную стружку и уголь с таким расчетом, чтобы свести к ми­ нимуму концентрацию железа в шлаке. После этого сливают чу­ гун; процесс слива длится около'2 мин. Смысл этой операции тех­ нологически не совсем ясен: восстановление шлака затрудняет шлакообразование в пер'вом периоде и кроме того, уменьшает тепловую отдачу конвертера, так как сокращается расход лома на 50 кг/т чугуна. Правда, восстановление шлака дает возможность сливать чугун за 2 мин, в то время как в отсутствие дезактивации эта операция длится обычно 5^-6 мин. Во всяком случае примене­ ние такого приема требует точных экономических расчетов для каждого конкретного завода, так как может оказаться, что за­ медление слива чугуна экономически менее целесообразно, чем увеличение расхода лома и сокращение расхода кислорода, по­ скольку в конечном шлаке содержится много железа.

На заводе в Дюделянже особое внимание обращают на пол­ ноту скачивания шлака. Причем, для наиболее полного удаления

223

промежуточный шлак должен быть пенистым. Если температура металла в первом периоде достаточно высока (около 1600° С), а основность шлака не очень высока, то первичный шлак не содер­ жит корольков железа. При более низких температурах и высокой основности шлака (более 2 ,2 ) целесообразно дополнительно ска­ чивать шлак.

Первичные шлаки отличаются небольшой окнсленностыо (не более 7— 11% FeO) .и очень высоким содержанием Р 2Ов (не менее 10—12%). Содержание кремнекислоты в конечных шлаках не превышает 8 %. Низкоуглеродпстая сталь, получаемая по такой технологии, характеризуется весьма низким содержанием вред­ ных примесей. Среднее содержание фосфора в стали завода в Денене составляет 0,014—0,018%; на заводе в Дюделянже концен­ трация фосфора в металле перед раскислением и в конечном ме­ талле составляет соответственно 0,012 и 0,013% при разбросе зна­ чений фосфора от 0,008 до 0,024%.

Расход пылевидной извести колеблется на различных заводах от 1 0 0 до 1 2 0 кг на 1 т чугуна при работе с оборотным шлаком. Если конечный шлак не используется по каким-либо причинам, то расход извести возрастает до 130— 135 кг/т. Выход жидкого ме­ талла составляет около 88,5—89,0% от массы металлошнхты.

Как следует из приведенных выше данных, технология плавки низкоуглеродистой стали с применением пылевидной извести прак­ тически не отличается от технологии плавки с использованием кусковой извести, но в то же время обеспечивается более низкая концентрация фосфора в конечном металле. Не менее важно и то, что результаты по дефосфорации металла отличаются высокой ста­ бильностью. Использование пылевидной извести приводит к до­ вольно значительному сокращению ее расхода при одновременном некотором уменьшении окисленное™ шлаков.

Более сложным вопросом является выплавка средне- и высоко­ углеродистой стали. В Дюделянже освоена выплавка стали с со­ держанием углерода до 0,40%. Для получения необходимого со­ держания фосфора дополнительно скачивают шлак и увеличивают интенсивность перемешивания металла и шлака в конечной фаз'е продувки. Для этого за 1—2 мин до достижения необходимого со­ держания углерода фурму опускают вниз до минимально возмож­ ного положения и одновременно увеличивают расход кислорода. В результате увеличения кинетической • энергии струи в месте встречи с металлом интенсифицируется окисление углерода и улуч­ шается перемешивание металла со шлаком. Средний анализ стали, получаемой таким методом, следующий: 0,026% Р, 0,36% С, 1,67% Мп и 0,014% S. Разброс значений по содержанию фосфора укладывается в пределы 0,015—0,030%. Нетрудно заметить сдвиг в сторону более высоких концентраций фосфора при выплавке среднеуглеродистого металла.

Исследование, проведенное в ЦНИИЧМ на 10-т опытном кон­ вертере, также показало, что для остановки процесса на заданном

224

содержании углерода (0,15—0,30% С) необходимо двукратное скачивание шлака, так как в противном случае результаты по дефосфорации металла недостаточно стабильны. Плавки проводили на чугуне, содержащем 1,8—2,0% Р и различное количество мар­ ганца (до 1,5% и более 1,8%). Для охлаждения применяли ока­ лину и стальной лом. Результаты исследования позволили опре­ делить условия подачи извести: в начале продувки концентрация извести в потоке кислорода не должна превышать 2 —3 кг на 1 м3 кислорода, после 4—5 мин продувки и в течение всего остального периода концентрация ее в кислороде может быть повышена до

4,5 кг.

Рис.

86.

Изменение окисленности шлака

Рис. 87.

Изменение концентрации

по ходу

продувки

фосфористого чугуна

пятиокиси

фосфора в шлаке по ходу

при

получении

среднеуглеродистой

продувки

фосфористого чугуна при

 

 

стали

получении

среднеуглеродистой стали

При продувке со скачиванием шлака установлен характер изме­ нения окисленности шлака и содержания пятиокиси фосфора в нем (рис. 8 6 и 87). По этим данным определено время скачивания пер­ вичного и вторичного шлаков. Первое скачивание шлака наиболее целесообразно осуществлять при содержании углерода в металле в пределах 1,8—2,0%, а второе— при 0,8— 1,0%. В эти периоды содержание пятиокиси фосфора в шлаке еще достаточно высокое, чтобы использовать шлак в качестве удобрения (соответственно 20—25% и 16—20%), а окисленность шлаков не превышает 14% по FeO, что исключает высокие потери металла со шлаком. Более раннее скачивание нецелесообразно, так как при [С] >-2,5% содержание фосфора в металле слишком высоко, более 0 ,6 %.

Продувку ■вели с интенсивностью подачи кислорода 3,5— 4,4 м3/(т-мин) при положении фурмы от зеркала спокойного ме­ талла на уровне 30—40 калибров в первом периоде и несколько ниже — во втором.

Приведенный выше технологический режим обеспечил в тече­ ние всей продувки получение шлаков достаточной окисленности (10— 12% Feo6l4 и небольшие скорости окисления углерода; из­ менение скорости окисления углерода по ходу продувки можно представить уравнением

vc =

0,520 [С] е- 0 ’64 [с].

15 М. П. Квитко

. 225

Изменение концентрации фосфора в зависимости от содержания углерода ванны описывается уравнением

[Р] = 0,057 — 0,113 [С] + 0,133 [С]2.

Конечное содержание фосфора в металле перед раскислением составляет 0,020—0,040%, что хорошо согласуется с результатами, полученными' в Дюделянже.

Минимальное содержание фосфора наблюдалось при 23— 26% FeO в конечном шлаке; дальнейшее увеличение окисленности не только не улучшает условия дефосфорации, но и вызы­ вает некоторый рост концентрации фосфора:

[Pj = 0,15 — 0,0837 (Реобш) + 0,000148 (Feo6li;)2,

что объясняется, снижением ионной доли Са2+.

Максимальное значение коэффициента распределения фосфора

наблюдается

при колебаниях отношения CaO/Feo6l4 для шлака

в пределах

1,4— 1,8, что можно иллюстрировать зависимостью

коэффициента распределения фосфора от величины этого отноше­ ния:

JjA

145,10 — 211,94 СаО

СаО \ -

1р1

■ Реобщ

р е общ /

При этом соотношении компонентов шлак обладает, по-види­ мому, максимальной активностью. Основность шлака при выплавке среднеуглеродистой стали оказывает на дефосфорацию весьма значительное влияние лишь до определенных значений: увеличе­ ние основности более 2,4 не сопровождается снижением концен­ трации фосфора.

Т А Б Л И Ц А

60. Т Е Х Н О Л О Г И Ч Е С К И Е П О К А ЗА Т Е Л И ,

Х А Р А К Т Е Р Н Ы Е

Д Л Я П

Е Р Е Д Е Л А О Б Ы Ч Н О Г О

ФОСФОРИСТОГО (А)

Ч У Г У Н А

И

С П О В Ы Ш Е Н Н Ы М С О Д Е Р Ж А Н И Е М М АРГАНЦА (Б)

 

П оказатели

А

Б

Расход извести, %

от массы м еталл а .....................

15,2

16,35 *

В том числе в

I и

II периодах .....................

12,75

14,17

Расход окалины, % .......................................................

 

8,25

13,65

Расход кислорода на 1 т чугуна, м3 .....................

61,4

66,3

Выход стали, % :

 

 

88,7

 

теоретический...........................................................

 

86,0

фактический ...............................................................

 

 

88,1

86,05

Количество шлака,

%:

 

20,5

23,0

I и II периодов

..................................................

оставляемого в конвертере.............................

4,8

4,2

Расход ферросплавов,

% ..............................................

0,41

0,37

Температура металла, ° С ..............................................

1606

1605

* Увеличение количества извести связано

с ухудшением условий

дефосфорации

при высоком содержании

марганца.

 

 

226

Если учесть все требования к составу конечного шлака и осу­ ществлять двойное скачивание шлака по ходу продувки, то вы­ пуск металла с низкими .концентрациями вредных примесей не представляет особых трудностей. Средние технологические дан­ ные по балансовым плавкам для передела чугуна различного со­ става приведены в табл. 60.

Материальные и тепловые балансы плавок приведены в табл. 61

и 62.

Т А Б Л И Ц А

61.

М А Т Е Р И А Л Ь Н Ы

Й БА Л А Н С

ПЛА В О К

 

 

ПО

ВАРИА НТАМ

А

И Б, %

 

 

Задано

А

Б

 

Получено

А

Б

Чугун .................

 

72,4

69,0

И зв есть .................

 

10,90

11,20

Кислород . . . .

6,38

6,6

Окалина . . . .

5,98

9,46

Футеровка

. . .

0,57

0,57

Ферросплавы . .

0,29

0,26

Оборотный

шлак

3,47

2,91

И т о г о . . .

100,0

100,0

Сталь

.................

65,80

62,4

Шлак

.................

21,75

24,20

Га з ы .....................

 

6,45

6,12

Потери

окалины

2,98

4,63

Потери

железа

 

 

с газами . . . .

1,10

1,05

Потери

от недо-

1,25

1,27

пала извести . .

Невязка . . . .

0,67

0,33

И т о г о . . •

100,0

100,0

Т А Б Л И Ц А 62.

Т ЕП Л О В О Й

БА ЛА Н С

П Л А В О К ВАРИ А Н ТО В

А И

Б. %

Приход тепла

А

Б

Расход тепла

А

Б

С чугуном

39,54

36,37

От окисления:

 

 

18,70

17,36

углерода . .

-кремния

2,30

7,78

марганца . .

3,09

4,32

фосфора

 

. .

17,50

14,23

железа в шлак

 

8,08

9,93

железа

в дым

 

2,80

2,59

От шлакообразо-

 

8,03

7,42

вания .....................

 

И т о г о . . .

100,0

100,0

Со сталью . . .

46,15

42,20

Со шлаком

20,11

60,63

С газами . . . .

5,07

4,95

На разложение

 

 

окалины . . . .

15,55

22,65

С газами . . . .

1,68

1,42

П отери .................

11,74

8,15

И т о г о . . . 100,0

100,0

В табл. 63 приведен баланс по железу. Следует указать на сравнительно небольшие потери железа в виде окислов со скачи­ ваемым шлаком. Из баланса железа можно видеть, что с оставле­ нием конечного шлака в конвертере выход железа увеличивается на 0,97—1,1%.

15*

227

Т А Б Л И Ц А

63. БА ЛА Н С

П Л А В О К

В А РИ А Н ТО В А И

Б ПО

Ж Е Л Е З У ,

 

 

кг (в скобках %)

 

 

Задано

А

Б

Получено

А

Б

Чугун .................

7614

7612

Скрап

(92,4)

(89,70)

33

Окалина . . . .

(0,40)

810

492

Ферромарганец

(5,97)

(9,53)

3

3

Оборотный шлак

(0,04)

(0,03)

91

63

 

(M l)

(0,74)

II т о г о . . .

8233

8488

 

(100,0)

(100)

Сталь .................

7477

7446

Скачиваемый

(90,80)

(87,78)

 

 

шлак

.................

214

297

Потери с газами

(2,60)

(3,48)

87

88

Потери в ковше

(1,06)

(1,02)

86

148

Потери

в остав-

(1,04)

(1,74)

 

 

ленном шлаке ■ •

91

82

Потери

с выбро­

(1,П)

(0,97)

 

 

сами л окалиной

278

426

 

 

(3,38)

(5,01)

И т о г о . . .

8233

8488

 

 

(ЮО)

(ЮО)

Общая продолжительность цикла плавки составила 40—42 мин. При продувке пылевидной известью и оставлении конечного шлака

увеличение длительности цикла

плавки остается таким же, как

и при использовании кусковой

извести.

В соответствии с увеличением цикла плавок производительность кислородных конвертеров при переделе фосфористого чугуна и при подаче пылевидной извести уменьшается примерно на 2 0 % по сравнению с производительностью при переделе мартеновского чугуна.

Следует отметить, что работа с оборотным шлаком вообще, а при выпуске среднеуглеродистой стали в особенности, требует строгого контроля технологических параметров, в частности ко­ личества удаляемого шлака. Шлак, остающийся в конвертере после скачивания, весьма сильно влияет на ход последующей продувки и ход продувки последующих плавок. Это было пока­ зано исследованиями, проведенными на заводе в ДортмундХерде [77]. На этом заводе установлено два 150-т конвертера производительностью 90—100 тыс. т/мес. Продувку ведут с исполь­ зованием пылевидной извести; конечные шлаки оставляют в кон­ вертере. Чугун содержит около 1,8% Р и 0,4% Si.

Для взвешивания первичного скачиваемого шлака на тележ­ ках для шлаковых чаш установлены месдозы. Чаши снабжены гидравлическими устройствами для их подъема и перестановки. Упругая деформация, возникающая в месдозах под давлением, преобразуется в электрический сигнал, для этого предусмотрен тензометрический датчик, Таким образом обеспечивается непре­

228

рывное взвешивание шлака при сливе его из конвертера. Уста­ новлено, что недостаточно полное удаление первичного шлака и перенесение дополнительного количества шлака на следующий период продувки приводит к увеличению выбросов и потерь ме­ талла. Это положение иллюстрируется рис. 8 8 , а и б, на котором показана взаимосвязь между количеством удаляемого первичного шлака и склонностью к выбросам в конце первого периода для

13 плавок,

проведенных

одна

 

 

 

 

за другой.

8 8 ,

а дано

количе­

 

 

 

 

На

рис.

 

 

 

 

ство кислорода,

израсходован­

 

 

 

 

ного в первом периоде. Обычный

 

 

 

 

расход кислорода в первом пе­

 

 

 

 

риоде составляет 5400—5900 м3;

 

 

 

 

значения, лежащие ниже этих

 

 

 

 

пределов, характеризуют плав­

 

 

 

 

ки, продувка которых была

 

 

 

 

преждевременно

 

прекращена

 

 

 

 

вследствие выбросов.

каждой

 

 

 

 

Сопоставление для

 

 

 

 

плавки взвешенных и расчетных

 

 

 

 

(по количеству извести) коли­

 

 

 

 

честв

шлака

приведено

на

 

 

 

 

рис. 8 8 , б;

на рис.

8 8 ,

б пока­

 

 

 

 

зано

изменение

разности

рас­

 

 

 

 

четных и фактических количеств

 

 

 

 

первичного

шлака

от

плавки

 

 

 

 

к плавке. Эта кривая дает пред­

Рис. 88.

Характеристика

количества

ставление о равномерности ска­

чивания шлака.

Пики

кривой

шлака,

остающегося

в

конвертере,

в зависимости от длительности первого

характеризуют слишком малые

периода продувки (времени скачивания

количества

удаленного

шлака

 

первичного

шлака)

и, следовательно, перенесение

 

 

 

 

большего количества шлака на последующую плавку.

Первые три плавки проведены без преждевременного прекра­

щения продувки в I

периоде. Из рис. 8 8 , б следует, что количество

удаленного шлака на первых трех плавках было незначительным, поэтому возросло количество шлака на последующей плавке. Вследствие этого продувку четвертой плавки вынуждены были прекратить преждевременно и дополнительно скачать шлак. Однако на четвертой плавке разность между взвешенным и расчетным количествами шлака оставалась высокой, что привело к прежде­ временной остановке продувки пятой плавки. Особенно четко такая зависимость проявилась на 12-й—13-й плавках; на 13-й плавке повалку конвертера вынуждены были осуществить после израсходования всего 3300 м3 кислорода. Установленная взаимо­ связь позволяет видеть, насколько важно соблюдать технологи­ ческие параметры продувки при переделе высокофосфористого

т

чугуна. Для нормальной работы конвертерного цеха необходим контроль количества скачиваемого шлака.

Большой интерес при переделе фосфористого чугуна пред­ ставляет выплавка стали с высоким содержанием углерода (бо­ лее 0,5%), поскольку конвертерные цехи могут поставлять зна­ чительное количество стали для изготовления железнодорожных рельсов. Выплавка такого металла представляет значительные трудности, которые связаны с тем, что дефосфорация при сравни­ тельно высоком содержании углерода проходит замедленно. Большое количество шлака, характерное для передела фосфори­ стых чугунов, не дает возможности во время продувки повышать его окисленность более 14— 15% по FeO, так как при переходе этой граничной окисленности начинаются выбросы. Это же обстоя­ тельство затрудняет определение содержания примесей и замер температуры, так как при взятии проб происходит восстановление окислов железа и угар углерода.

Попытка разработать технологию выплавки стали с высоким содержанием углерода предпринята в Диллингене [78]. Техно­ логия выплавки стали в этом случае незначительно отличалась от уже описанной технологии при получении стали, содержащей до 0,30—0,40% С. Количество углерода в углеродистой стали в некоторых случаях достигало 0,7%. Также, как и при выплавке среднеуглеродистой стали, в конвертере оставляли конечный шлак и перемешивали металл со шлаком в конце продувки для умень­ шения содержания фосфора и дезактивации шлака.

Основным отличием являлось большее расстояние от сопла до металла и снижение интенсивности продувки в течение плавки. Кроме того, для достижения достаточно низких содержаний фосфора увеличивали количество подаваемой извести (что, есте­ ственно, приводило к увеличению количества шлака и уменьше­ нию концентрации фосфора при тех же значениях коэффициента распределения). Сколько-нибудь подробные технологические дан­ ные, относящиеся к технологии выплавки высокоуглеродистого металла за рубежом, отсутствуют. Необходимо отметить, что ста­ бильность результатов по содержанию фосфора при высоком со­ держании углерода в исследованиях была значительно ниже, чем при выплавке среднеуглеродистого металла.

Технология выплавки металла с высоким содержанием угле­ рода разработана и в СССР. Условия проведения исследования были аналогичны приведенным выше при разработке технологии получения среднеуглеродистой стали. Выплавка рельсового ме­ талла из высокофосфористого чугуна на основе керченских руд затруднялась высоким содержанием в нем марганца.

При отработке технологии выплавки высокоуглеродистого металла необходимо было определить как термодинамические, так и кинетические условия получения низкой концентрации фосфора. Наиболее рациональный состав шлака в конце продувки выбирали, исходя из сопоставления фактических содержаний

230

компонентов в шлаке и содержания фосфора под шлаком данного состава с равновесными содержаниями для шлака данного со­ става, определенными расчетом по методике В. А. Кожеурова [69]. Для контроля принятой методики сравнивали расчетные значения

сфактическими, полученными в лабораторных условиях [70]. Сопоставление расчетных концентраций фосфора с действи­

тельными показало, что различие между ними невелико (рис. 89) и минимально при содержании фосфора в металле в пределах 0,020—0,050%. Отношение [Р]ф/[ Р ]„' резко увеличивается лишь при содержании фосфора в металле ниже 0,015%. Для получения

достаточно низкой

концентрации

Иф,%

 

 

фосфора

в металле состав конечных

 

 

ож

 

 

шлаков должен отвечать определен­

 

 

 

 

 

ным условиям.

Зависимость

равно­

0,16

 

 

весной и фактической

концентраций

 

 

фосфора от концентрации кремнекис-

0,1Z

 

 

лоты в шлаке показала, что макси­

 

 

 

<

мально

допустимая

концентрация

0,08

4

 

кремнекислоты в шлаке не должна

 

• • •

< •

/

сгм

» /

превышать 8 %, даже в случае дости­

••••

 

 

жения равновесия металла

со шла­

 

2

 

 

ком. Это вытекает из приведенных

0

0,04

0,08 0,12 0,16 0,10

ниже выражений:

 

 

[Р]ф =

0,006 + 0,0073 (Si02) %;

 

 

 

[р]р,%

Рис. 89. Соотношение фактиче­

 

г — 0,889;

 

 

 

ских и расчетных концентраций

[Р]р =

-0,017 + 0,0497 (Si02) %;

фосфора в металле в конце про­

дувки (фосфористый чугун, рель­

 

г =

0,903.

 

 

 

совая сталь)

 

 

 

 

 

 

Зависимость концентрации фосфора от содержания закиси железа в шлаке для равновесных и фактических значений можно описать выражениями:

= -1 0 ,7 2 +

2,096 (Fe06m) - 0,025 (Feo6u()2

% =

° ’97;

[Р]р —1,937 +

0,3065 (Feo6ul) + 0,152 (Feo6lll)2:

^

0,98.

Из приведенных уравнений следует, что увеличение концен­

трации Реобщ

в шлаке выше 2 0 2 2 % практически

не приводит

к уменьшению

степени дефосфорации. Кроме того,

увеличение

содержания железа выше .указанных пределов сопровождается ростом степени неравновесное™ между металлом и шлаком (рис. 90). Увеличение степени неравновесности между металлом и шлаком при росте концентрации железа объясняется:уменьшением ионной.доли Са2+ в шлаке и тем, что увеличение окислённости при прочих равных условиях характеризует уменьшение интенсивности перемешивания между металлом и шлаком, а сле-

231

Соседние файлы в папке книги из ГПНТБ